[go: up one dir, main page]

PL117460B1 - Method of manufacture of crude lead from coppercontaining lead raw materialsderzhahhego med' - Google Patents

Method of manufacture of crude lead from coppercontaining lead raw materialsderzhahhego med' Download PDF

Info

Publication number
PL117460B1
PL117460B1 PL1979216722A PL21672279A PL117460B1 PL 117460 B1 PL117460 B1 PL 117460B1 PL 1979216722 A PL1979216722 A PL 1979216722A PL 21672279 A PL21672279 A PL 21672279A PL 117460 B1 PL117460 B1 PL 117460B1
Authority
PL
Poland
Prior art keywords
lead
raw
iron
copper
slag
Prior art date
Application number
PL1979216722A
Other languages
Polish (pl)
Other versions
PL216722A1 (en
Original Assignee
Boliden Ab
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Boliden Ab filed Critical Boliden Ab
Publication of PL216722A1 publication Critical patent/PL216722A1/xx
Publication of PL117460B1 publication Critical patent/PL117460B1/en

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B13/00Obtaining lead
    • C22B13/06Refining

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)

Description

Przedmiotem wynalazku jest sposób otrzymy¬ wania surowego olowiu z surowców olowiowych zawierajacych miedz i majacych charakter meta¬ liczny, tlenkowy, siarczanowy lub siarczkowy.Jakkolwiek olów metaliczny jest zwykle otrzy¬ mywany z surowców siarczkowo-olowiowych, ta¬ kich jak rudy wzbogacone, to jest on takze wy¬ twarzany z metalicznych, tlenkowych i siarczano¬ wych surowców olowiowych takich jak pyl, po¬ piól i zuzel. Najbardziej znany piec do wytapia¬ nia i redukowania olowiu jest to piec szybowy, do którego sa zaladowywane surowce olowiowe, które moigly byc wstepnie spieczone alibo wypra¬ zone dla utlenienia siarki siarczkowej tlenem atmosferycznym, do zawartosci siarki siarczkowej wynoszacej mniej niz 2%. To wytapianie i redu¬ kcja surowców olowiowych moze takze byc ko¬ rzystnie przeprowadzona w obrotowym, nachylo¬ nym piecu, takim jak piec typu Kaldo, opisany w szwedzkich opisach patentowych 7317217-3 i 7317219-9, które podaja sposoby wytwarzania olowiu z siarczkowych, tlenkowych i siarczano¬ wych surowców olowiowych.Jako surowy olów jest tu traktowany, ogólnie, produkt olowiowy, który musi byc poddany dal¬ szemu oczyszczaniu lub rafinowaniu dla sprzeda¬ zy jako normalny produkt rynkowy. Przy otrzy¬ mywaniu surowego olowiu z rozmaitych surow¬ ców, olów bedzie praktycznie zawsze zawieral za¬ nieczyszczenia niepozadane dla czystego olowiu. 10 15 30 Przykladami takich zanieczyszczen sa miedz, arsen i antymon. Surowy olów bedzie zwykle zawieral równiez zloto i srebro. Tak wiec, niezaleznie od sposobu wytwarzania surowy olów musi zawsze byc poddawany rafinowaniu w celu uzyskania wystarczajaco czystego olowiu, znanego na rynku jako tak zwany olów rafinowany. Rafinacja olo¬ wiu przeprowadzana jest zwykle w rozmaitych komorach lub kotlach zaprojektowanych specjal¬ nie do tego celu. Miedz, a takze arsen i antymon stwarzaja szczególny problem przy rafinacji olo¬ wiu. Arsen i antymon moga wystepowac w ilo¬ sci do 15%, co daje bardzo duze ilosci bardziej lub mniej stalych, sproszkowanych produktów, nazy¬ wanych zwykle kozuchem zuzlowym, na powierz¬ chni kapieli metalicznej, sprawiajac tym samym trudnosci w obsludze. Kiedy w surowcach olo¬ wiowych wystepuje miedz w duzych ilosciach po¬ zadane jest usuniecie jej z surowego olowiu, za¬ nim olów zostanie poddany koncowej obróbce ra- finacyjnej dla przetworzenia w olów, stanowiacy produkt rynkowy.Znany jest sposób usuwania arseniu ze stopio¬ nego olowiu, z japonskiego opisu patentowego nr 1974-28820 w którym to sposobie do wytopu jest zaladowywane zelazo y/ postaci zelaznego proszku, zelaza gabczastego lub opilków zelaznych. Dla obnizenia zawartosci arsenu zaladowywane jest ponad 1% zelaza w temperaturze ponad 450°C, po czym olów jest mechanicznie mieszany. Zgodnie 117 4603 117 460 4 z japonskim opisem patentowym obróbke prze- flrgwjfrflza sig w tyglu przy temperaturze w zakre- sleAo Jsamien arsenowy, przykladowo w postaci proszku llib grubych ziaren, jest usuwany z kapieli. Przy tego rodzaje sposobie jest prawie niemozliwa pra¬ ca "przy temperaturach wyzszych, poniewaz ka¬ mien arsenowy staje sie lepki przy temperatu¬ rach okolo 800°C i dlatego latwo przywiera do scian pieca i tygla. W konsekwencji, w sposobie wedlug japonskiego opisu patentowego zaleca sie oczywiscie temperature okolo 600°C. Efekt oczy¬ szczenia jest znacznie mniejszy w temperaturach okolo 600°C niz w temperaturach troche wyzszych, przez co sposób wedlug japonskiego opisu paten¬ towego nie daje efektu optymalnego oczyszczenia, wskutek przeszkód natury technicznej. Dodatko¬ wo, dla fachowców w tej dziedzinie bedzie oczy¬ wiste, ze oddzielanie z kapieli olowiowej takiej drobnej fazy stalej bedzie powodowalo duze stra¬ ty olowiu, porwanego mechanicznie wraz z ta fa¬ za jako skutek przylegania olowiu i zwilzania stalych czasteczek kamienia arsenowego.Celem wynalazku natomiast jest opracowac spo¬ sób otrzymywania surowego olowiu, z surowców olowiowych zawierajacych miedz, w którym miedz zostanie usunieta przed poddawaniem olowiu kon¬ cowej obróbce rafinacyjnej.Sposób wedlug wynalazku otrzymywania suro¬ wego olowiu z surowców olowiowych zawieraja¬ cych miedz, oraz zanieczyszczenia arsenowe moze byc przeprowadzany w jednym i tym samym pie¬ cu. Surowiec olowiowy moze byc typu metalicz¬ nego, siarczkowego, tlenkowego lub siarczanowe¬ go. Podczas praktycznego stosowania sposobu we¬ dlug wynalazku, surowiec olowiowy jest topiony w piecu, którego zawartosc moze byc poddana wi¬ rowaniu w obecnosci srodka zuzlotwórczego, po czym zuzel jest spuszczany, zas sposób ten cha¬ rakteryzuje sie tym, ze po usunieciu ewentual¬ nego zelaza podczas silnej turbulencji wytopu i spuszczenia zuzla, wytop olowiowy chlodzi sie podczas silnego mieszania od temperatury topie¬ nia do temperatury powyzej temperatury krzep¬ niecia wytopu olowiowego, ale ponizej 700°C, ko¬ rzystnie ponizej 500°C, po czym z wytopu suro¬ wego olowiu oddziela sie podczas chlodzenia miedz, która nastepnie usuwa sie z wytopu.Kiedy stopione surowce olowiowe zawieraja miedzy innymi, arsen, antymon i miedz, to arsen i antymon moga.byc usuniete w postaci „kamie¬ nia arsenowego". „Kamien arsenowy" jest to zwiazek arsenu i/lub antymonu z metalami i mie¬ dzia, to znaczy moze zawierac arsenki i/lub anty- monki jednego lub wiecej metali takich jak miedz, zelazo, nikiel i kobalt. Dlatego zanieszyszczenia ar¬ senu albo antymonu sa usuwane przez zaladowa¬ nie do wytopu, podczas silnego mieszania, zela¬ za metalicznego w postaci rozdrobnionej, wzgled¬ nie powoduje sie wytworzenie zelaza na miejscu w piecu, po czym merozpuszezony zelazny kamien arsenowy wytworzony w kapieli olowiowej jest oddzielony od tej kapieli w bezposrednim nastep¬ stwie oddzielenia grawitacyjnego kamienia arse¬ nowego i surowego olowiu, po czym oddzielona miedz usuwa sie. Jezeli zelazo jest zaladowywa¬ ne do kapieli w postaci proszku albo w postaci opilków zelaznych lub drobnych kawalków, prak¬ tycznie w kapieli olowiowej tworzy sie nierozpu- 5 szczalny zelazny kamien arsenowy albo zelazny kamien antymonowy.Jako zelazo w drobnej postaci nalezy rozumiec zelaza metaliczne w takiej postaci, kftóra zapew¬ nia stosunkowo duza powierzchnie wlasciwa wzgledem kapieli olowiowej i taka która moze byc w prosty sposób zaladowana do kapieli olo¬ wiowej. Utworzony kamien jest praktycznie nie¬ rozpuszczalny w kapieli olowiowej w temperatu¬ rach dominujacych, ale z tego wzgledu latwo od¬ dziela sie i moze byc usuwany, korzystnie w tem¬ peraturze 850—1200WC.W wielu przypadkach zelazo zaladowywane do pieca moze dogodnie stanowic stop zelaza, zawie¬ rajacy 60% zelaza albo i wiecej. W zwiazku z tym, wsad zelaza moze byc tak przygotowany, aby tylko czesc zawartosci zelaza tworzyla zelaz¬ ny kamien arsenowy, a pozostala ilosc arsenu w kapieli olowiowej odpowiadala stosunkowi molo¬ wemu pomiedzy miedzia a arsenem, co najmniej 1,17, to znaczy, aby miedz mogla tworzyc mie¬ dziowy kamien arsenowy, który mozna szybko obrobic aby odzyskac miedz i arsen. Niekiedy w kapieli bedzie obecna cyna. Glówna czesc ilosci miedzi z surowców olowiowych pozostaje w ka¬ pieli surowego olowiu, chociaz, jak wskazano po¬ wyzej moze byc segregowana jak miedz metalicz¬ na i/lub kamien arsenowy w wyniku chlodzenia kapieli podczas silnego mieszania od temperatury powyzej temperatury wytapiania, w poblize 700 °C, po czym surowy olów jest spuszczany. Czynnik chlodzacy moze korzystnie miec postac tlenkowe¬ go lub siarczanowego surowca olowiowego albo pokruszonego zuzla zelazo-krzemowego.W niektórych przypadkach, czynnik chlodzacy moze zawierac srodek zuzlotwórczy przewidziany dla kolejnej operacji wytapiania. Szybki i sku¬ teczny efekt chlodzenia jest uzyskiwany wówczas, gdy czynnikiem chlodzacym jest woda, wtryski¬ wana bezposrednio na mieszana kapiel surowego olowiu. Nie ma potrzeby kazdorazowo ochladzac kapieli surowego olowiu w przypadku nowo wpro¬ wadzanego surowca olowiowego, który jest topio¬ ny, i usuwac zuzel i utworzony zelazo-arsenowy kamien. W ten sposób jest mozliwosc wypelnie¬ nia pieca w pozadanym stopniu stopionym suro¬ wym olowiem, a nastepnie segregowanie miedzi, po czyim surowy olów jest spuszczany z pieca, a faza zawierajaca miedz jest odzyskiwana.Proces topienia, a takze ttarorzlenia sie kamiienia arsenowego i segregacja miedzi sa przeprowadza¬ ne w piecu, w którym mozna obrabiac kapiel poddana silnemu mieszaniu. Jednym z odpowied¬ nich pod tym wzgledem piecem jest konwertor obrotowy z nadmuchiwaniem szczytowym, znany jako konwertor TBRC lub piec typu- Kaldo. Kon¬ wertor TBRC lub piec typu Kaldo moga byc obracane z predkoscia od 10 do 60 obr/min, przy czym dobór odpowiedniej predkosci obrotowej jest kontrolowany poprzez srednice pieca. Odpowied¬ nia turbulecje lub mieszanie mozna uzyskac wów- 15 20 25 30 35 40 45 50 55 608 czas, gdy wnetrze pieca porusza sie z predkoscia obrotowa 0,5—7 m/s, korzystnie 2—5 m/s; co umozliwia wytopowi przechwytywanie przez obra¬ cajaca sie wewnetrzna powierzchnie pieca i opa¬ dami w dól na powierzchnie kapieli w postaci kropli, co powoduje nadzw„ czaj dobry kontakt pomiedzy faza stala, ciekla i gazowa. Ten dobry kontakt wymagany jest jako warunek wstepny szybkiego nastepowania po sobie zjawisk che¬ micznych i fizycznych, takich jak nastepowanie po sobie redukcji, ochladzania i separacji. W za¬ skakujaco duzym stopniu jest zlilkwidowane po¬ wstawanie pylu, co jest skutkiem rzesistego opada¬ nia na powierzchnie kapieli kropli wytopu, które pociagaja za soba w dól pyl, który w przeciw¬ nym przypadku uchodzilby z pieca z gazami rea¬ kcyjnymi.Przeklad I. 30 t grudek tlenkowo-siarcza- nowego surowca olowiowego pochodzacych z pylu powstajacego w konwertorze miedziowym i po¬ siadajacego nastepujacy sklad: 35% Pb, 3,5% As, 1,15% Cu, 6,0% S, 1,20% Bi, 0,5 mg/kg Au i 3,38 mg/kg Ag, zostalo stopione z 9,6 t zgranulo¬ wanego zuzla fajalitowego (zelazo-krzemianowego zuzla otrzymywanego z pieca stosowanego do przerabiania zuzla miedziowego) i 3,5 tonami drobnego kamienia wapiennego w nadmuchiwa¬ nym szczytowo konwertorze typu Kaldo, posiada¬ jacym srednice wewnetrzna 2,5 m, za pomoca palnika ropa-tlen-gaz, dla utworzenia kapieli su¬ rowego olowiu i zuzla. Po stopieniu surowca olowiowego, zuzel i kapiel surowego olowiu byly redukowane chemicznie za pomoca 1,9 tony koksu tak dlugo, az zawartosc olowiu w zuzlu wynosila okolo 1,5% przy temperaturze 1100°C, a nastep¬ nie zuzel byl spuszczany.Podczas silnego mieszania kapieli w piecu za¬ ladowano do niego 2,25 tony pokruszonego zuzla zelazo-krzemianowego, po czym w czasie 60 minut temperatura w wytopie surowego olowiu obnizy¬ la sie z 1100°C do okolo 850°C, a faza zawiera¬ jaca miedz wyjdzdelila sie z kapieli. Nastepnie fa- zai zawierajaca miedz byla usuwana z kapieli su¬ rowego olowiu, przy czym ilosc miedzi zmniejszy¬ la sie z 5% Cu do 1,5% Cu. Czesc w ten sposób otrzymanego wsadu ochladzano przez silne mie¬ szanie, az osiagnieto temperature 400°C, umozli¬ wiajaca segregacje i usuniecie dalszej fazy za¬ wierajacej miedz. W wyniku tego zawartosc mie¬ dzi w wytopie surowego olowiu wynosila 0,2%.Przyklad II. 30 ton grudek tlenkowo-siar- czanowego surowca olowiowego o tym samym skla- ?dizde jak w przykladzie 1 stopiono razem z 9,6 tomami zgranulowanego zuzla fajalitowego i 3,5 tonami bardzo drobnego wapienia, w konwertorze obroto¬ wym typu Kaldo, majacym wewnetrzna srednice 2,5 m, za pomoca palnika ropa-tlen-gaz, dla utwo¬ rzenia kapieli surowego olowiu i zuzla. Nastepnie po stopieniu grudek, zuzel surowy i olów byly chemicznie redukowane przy temperaturze 1100°C za pomoca 1,9 ton koksu, az zawartosc olowiu w zuzlu wyniesie okolo 1,5%, po czym zuzel byl spuszczany. Nastepnie wtryskiwano wode do wne¬ trza pieca bezposrednio na wirowany, mieszany wytop surowego olowiu, którego temperatura obni- r460 6 zyla sie od 1100°C do okolo 650°C w czasie 60 mi¬ nut, po czym wydziela sie faze zawierajaca miedz Fata ta pózniej byla usuwana z wytopu surowego olowiu, przy czym zawartosc miedzi ulegla obnize- 5 niu z 5% Cu do 1,5% Cu.(Przyklad III. 30 ton grudek tlenkowo-siar- czanowego surowca olowiowego o tym samym skladzie jak w przykladzie 1, stopiono razem z 9,6 tonami zgranulowanego zuzla fajalitowego 10 i 3,5 tonami drobnego wapienia, w konwertorze obrotowym typu Kaldo, majacym wewnetrzna srednice 2,5 m, za pomoca palnika ropa-tlen-gaz, dla utworzenia kapieli surowego olowiu i zuzla.Nastepnie po stopieniu grudek zuzel i surowy 15 olów byly chemicznie redukowane przy tempera¬ turze 1100°C za pomoca 1,9 ton koksu, az do za¬ wartosci olowiu okolo 1,5%, po czym zuzel byl spuszczany. Nastepnie do wirowanego, mieszanego wsadu surowego olowiu dodano 2,25 tony skru- 20 szonego zuzla zelazo-krzemianowego, w czasie 60 min temperatura wsadu obnizyla sie z 1100°C do okolo 850°C, a faza zawierajaca miedz oddzie¬ lila sie. Wyrtop surowego olowiu, w którym za¬ wartosc miedzi obnizyla sie z 5% Cu do 1,5% byl 25 spuszczany, podczas gdy faza zawierajaca miedz razem z zuzlem zelazowo-krzemianowym pozosta¬ la w piecu. Nastepne 30 ton tlenkowo-siarczano- wego surowca olowiowego i 3,5 ton bardzo drob¬ nego wapienia zaladowywano do pieca i topiono 30 razem z faza zawierajaca miedz i zuzel zelazo- -krzemianowy. Otrzymany zuzel i surowy olów byly chemicznie redukowane przy temperaturze 1100°C za pomoca 1,9 ton koksu, az do zawartosci olowiu w zuzlu okolo 1,5%, po czym zuzel byl u spuszczany. Nastepnie podczas silnego mieszania do otrzymanego wytopu surowego olowiu zalado¬ wano do pieca 2,25 ton skruszonego zuzla zelazo- -krzemianowego, przy czym w czasie 60 minut temperatura wsadu surowego olowiu obnizyla sie 40 z 1100°C do okolo 850°C i otrzymano duze ilosci fazy zawierajacej miedz. Te duze ilosci fazy za¬ wierajacej miedz mogly byc oddtoielone od wytor pu surowego olowiu z mniejszymi stratami olo¬ wiu niz w przypadku, gdy przeprowadzono jeden 45 tyjltko proces zamrozenia albo proces segregacji z zuzla zelazo-krzemianowego. W dodatku uzyskano znaczna oszczednosc czasu przy produkcji jednej tony miedzi, poniewaz tylko jeden proces segre- gacyjny byl przeprowadzony. Ten sposób, w któ- 50 rym faza zawierajaca miedz pozostawiona w pie¬ cu, naturalnie, bedzie kontynuowany, az do otrzy¬ mania fazy zawierajacej miedz w ilosci odpowia¬ dajacej danym warunkom produkcyjnym.Przyklad IV. 30 ton grudek tlenkowo-siar- 55 czanowego surowca olowiowego o takim samym skladzie jak w przykladzie 1 stopiono razem z 9,6 tonami zgranulowanego zuzla fajalitowego i 3,5 tonami bardzo drobnego wapienia, w konwerto¬ rze obrotowym typu Kaldo, majacym wewnetrzna 60 srednice 2,5 m, za pomoca palnika ropa-tlen-gaz dla utworzenia kapieli surowego olowiu i zuzla.Po stopieniu grudek zuzel i surowy olów byly chemicznie redukowane przy temperaturze okolo 1100°C przez 1,9 ton koksu, az do zawartosci olo- 65 wiu okolo 1,5%, po czym zuzel byl spuszczany.7 117 460 8 Otrzymany surowy olów zawieral 7% As i 3% Cu.Nastepnie do wirowanego wytopu surowego olo¬ wiu zaladowano 3 tony zelaza metalicznego bar¬ dzo drobnej postaci, po czym w temperaturze okolo 1000°C utworzyl sie zelazny kamien arse¬ nowy, który byl nastepnie spuszczany w postaci plynnej. Nastepnie zaladowano do pieca skruszo¬ ny zuzel zelazo-krzermanowy w czasie gwaltow¬ nego mieszania wytopu surowego olowiu, jak w przykladzie I, temperatura obniza sie i wydziela sie faza zawieiraijaica miedz, która usuwa sie z wytopu.Zastrzezenia patentowe 1. Sposób otrzymywania surowego olowiu z su¬ rowców olowiowych zawierajacych miedz oraz ewentualnie zanieczyszczenia arsenowe i maja¬ cych charakter metaliczny, tlenkowy, siarczano¬ wy lub siarczkowy, który polega na topieniu su¬ rowca olowiowego w piecu, w obecnosci srodka zuzlotwórczego, przy czym rodzaj pieca pozwala na powodowanie turbulencji zawartosci, zalado¬ wywaniu do wytopu zelaza w postaci metalicz¬ nej dla usuniecia zandeczyisizczien typu arsenu, po¬ czym zuzel ulega spuszczeniu, znamienny tym, ze nastepnie po usunieciu ewentualnego zelaza pod¬ czas silnej turbulencji wytopu i spuszczeniu zuz¬ la, wytop olowiowy ochladza sie silnie mieszajac od temperatury topienia do temperatury powyzej temperatury krzepniecia wytopu olowiowego, ale ponizej 700°C, po czym usuwa sie z wytopu faze zawierajaca miedz, która oddzielila sie z wytopu surowego olowiu podczas jego ochladzania. 2. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze wytop olowiowy chlodzi sie do temperatury poni¬ zej 500°C. 3. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze jako chlodziwo stosuje sie tlenkowy albo siarcza¬ nowy surowiec olowiowy albo pokruszony zuzel zelazo-krzemianowy. 4. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze jako chlodziwo stosuje sie srodek zuzlotwórczy 10 15 25 30 35 40 przeznaczony do nastepnego wytapiania surowca olowiowego. 5. Sposób wedlug^ zastrz. 1, znamienny tym, ze kapiel chlodzi sie wtryskujac wode bezposrednio do wnetrza pieca w plynnej drobnorozpylonej postaci. 6. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze wydzielona z wytopu faze zawierajaca miedz po¬ zostawia sie w piecu podczas, co najmniej jed¬ nego dalszego cyklu wytapiania. 7. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze wytapianie surowca i usuwanie miedzi przepro¬ wadza sie w obrotowym nachylonym piecu typu Kaldo. 8. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze kazde zanieczyszczenia arsenowe w surowcach olowiowych usuwa sie przynajmniej czesciowo wprowadzajac do wsadu, podczas silnej turbulen¬ cji zelazo drobnej metalicznej postaci wzglednie powodujac wytworzenie zelaza na miejscu w piecu, po czym nierozpuszczany zelazny kamien arsenowy wytworzony w wytopie olowiowym wy¬ dziela sie z wytopu w bezposrednim zwiazku z grawitacyjna separacja kamienia arsenowego i su¬ rowego olowiu, po czym oddziela sie miedz i. usuwa. 9. Sposób wedlug zastrz. 8, znamienny tym, ze zelazo zaladowuje sie do wytopu w postaci opil¬ ków zelaza, sproszkowanego zelaza albo drobnych kawalków zelaza. 10. Sposób wedlug zastrz. 8, znamienny tym, ze do pieca zaladowuje sie zelazo w postaci stopu zelaza zawierajacego wiecej niz 60% zelaza. ,11. Sposób wediluig zastirz. 8, znamienny tym, ze powoduje tworzenie sie zelaza na miejscu w wytopie przez dodanie krzemu, krzemków wegla albo zelazostopów zawierajacych krzem albo we¬ giel w takich ilosciach ze zelazo zawarte w zuzlu jest wyredukowane do postaci metalicznej przed spuszczeniem zuzla. 12. Sposób wedlug zastrz. 8, znamienny tym, ze kamien arsenowy spuszcza sie w temperaturze- 850°—1200°C.PZGiratf. Koszalin AH466 100 A-4 Cena 100 zl PL PL PL PL PL PL PL The invention relates to a method for obtaining crude lead from copper-containing lead raw materials of metallic, oxide, sulfate, or sulfide nature. Although metallic lead is usually obtained from lead-sulfide raw materials, such as concentrated ores, it is also produced from metallic, oxide, and sulfate lead raw materials such as dust, ash, and slag. The most common furnace for smelting and reducing lead is a shaft furnace, into which lead raw materials are charged, which may have been pre-sintered or calcined to oxidize the sulfide sulfur with atmospheric oxygen to a sulfide sulfur content of less than 2%. This smelting and reduction of the lead raw materials can also be advantageously carried out in a rotating, inclined furnace, such as the Kaldo type furnace described in Swedish patent specifications 7317217-3 and 7317219-9, which describe methods for producing lead from sulfide, oxide, and sulfate lead raw materials. Crude lead is generally understood here as a lead product that must be further purified or refined for sale as a normal market product. When obtaining crude lead from various raw materials, the lead will practically always contain impurities undesirable for pure lead. Examples of such impurities are copper, arsenic, and antimony. Raw lead will usually also contain gold and silver. Therefore, regardless of the method of production, raw lead must always be refined to obtain sufficiently pure lead, known commercially as refined lead. Lead refining is usually carried out in various chambers or kettles designed specifically for this purpose. Copper, as well as arsenic and antimony, pose a particular problem in lead refining. Arsenic and antimony can be present in amounts up to 15%, resulting in very large amounts of more or less solid, powdery products, commonly called dross, on the surface of the metal bath, making handling difficult. When copper is present in large quantities in lead raw materials, it is desirable to remove it from the raw lead before it undergoes final refining to produce marketable lead. A method for removing arsenic from molten lead is known from Japanese Patent No. 1974-28820, in which iron in the form of iron powder, sponge iron, or iron filings is charged into the smelter. To reduce the arsenic content, more than 1% iron is charged at a temperature above 450°C, after which the lead is mechanically agitated. According to the Japanese patent specification 117 4603 117 460 4, the treatment is carried out in a crucible at a temperature in the range of 0. The arsenic, for example in the form of powder or coarse grains, is removed from the bath. In this type of method, it is almost impossible to work at higher temperatures, because the arsenic matte becomes sticky at temperatures around 800°C and therefore easily adheres to the walls of the furnace and crucible. Consequently, in the method according to the Japanese patent specification, a temperature of around 600°C is naturally recommended. The purification effect is much smaller at temperatures around 600°C than at slightly higher temperatures, so the method according to the Japanese patent specification does not provide an optimal purification effect due to technical obstacles. In addition, it will be obvious to those skilled in the art that the separation of such a fine solid phase from the lead bath will result in large losses of lead, mechanically carried along with this phase as a result of the lead adhesion and wetting of the solid matte particles. The object of the invention is to develop a method for obtaining crude lead from copper-containing lead raw materials, in which the copper is removed before the lead undergoes final refining treatment. The method according to the invention for obtaining crude lead from copper-containing lead raw materials and arsenic impurities can be carried out in one and the same furnace. The lead raw material can be of the metallic, sulfide, oxide or sulfate type. During the practical application of the method according to the invention, the lead raw material is melted in a furnace, the contents of which can be subjected to centrifugation in the presence of a slag-forming agent, after which the slag is tapped off, and this method is characterized in that after removal of any During the smelting of raw iron during the strong turbulence of the melt and the tapping of the slag, the lead melt is cooled with strong stirring from the melting temperature to a temperature above the solidification temperature of the lead melt, but below 700°C, preferably below 500°C, after which the copper is separated from the raw lead melt during cooling and is then removed from the melt. When the molten raw lead materials contain, among others, arsenic, antimony and copper, the arsenic and antimony can be removed in the form of "arsenic matte". "Arsenic matte" is a compound of arsenic and/or antimony with the metals copper, i.e. it may contain arsenides and/or antimonides of one or more metals such as copper, iron, nickel and cobalt. Therefore, arsenic or antimony impurities are removed by charging metallic iron in a finely divided form to the melt with vigorous stirring, or by causing the iron to be produced in situ in the furnace, whereupon the sub-dissolved iron arsenic matte produced in the lead bath is separated from the bath as a direct consequence of the gravity separation of the arsenic matte and the crude lead, and the separated copper is then removed. If iron is charged into the bath in powder form or in the form of iron filings or small pieces, practically insoluble iron arsenic matte or iron antimony matte is formed in the lead bath. By iron in small form we mean metallic iron in such a form that it provides a relatively large specific surface area in relation to the lead bath and can be easily charged into the lead bath. The matte formed is practically insoluble in the lead bath at the prevailing temperatures, but for this reason it separates readily and can be removed, preferably at a temperature of 850-1200°C. In many cases, the iron charged to the furnace may conveniently be an iron alloy containing 60% iron or more. Therefore, the iron charge can be so prepared that only a portion of the iron content forms iron arsenite, and the remaining arsenic in the lead bath corresponds to a molar ratio between copper and arsenic of at least 1.17, i.e., so that the copper can form copper arsenite, which can be rapidly treated to recover the copper and arsenic. Tin will sometimes be present in the bath. The bulk of the copper from the lead raw materials remains in the raw lead bath, although, as indicated above, it may be segregated as metallic copper and/or arsenite by cooling the bath with vigorous stirring from a temperature above the smelting temperature, around 700°C, after which the raw lead is tapped off. The cooling medium may advantageously be in the form of oxidic or sulfate raw lead or crushed ferrosilicon slag. In some cases, the cooling medium may contain a slag-forming agent intended for the subsequent smelting operation. A rapid and effective cooling effect is achieved when water is injected directly onto the stirred bath of raw lead as a cooling medium. There is no need to cool the raw lead bath each time the newly introduced raw lead is melted, and to remove the slag and iron-arsenic matte that has formed. This allows the furnace to be filled with the desired degree of melted raw lead and then the copper to be sorted. Afterwards, the raw lead is tapped from the furnace, and the copper-containing phase is recovered. The melting process, as well as the fusion of arsenic matte and copper sorting, are carried out in a furnace where the bath can be treated under strong agitation. One suitable furnace in this respect is the top-blown rotary converter, known as a TBRC converter or Kaldo furnace. The TBRC converter or Kaldo furnace can be rotated at a speed of 10 to 60 rpm, the selection of the appropriate rotational speed being controlled by the diameter of the furnace. Adequate turbulence or mixing can be achieved when the furnace interior is moved at a rotational speed of 0.5-7 m/s, preferably 2-5 m/s; This allows the melt to be captured by the rotating inner surface of the furnace and fall down onto the bath surface in the form of droplets, resulting in remarkably good contact between the solid, liquid, and gaseous phases. This good contact is required as a prerequisite for the rapid succession of chemical and physical phenomena, such as reduction, cooling, and separation. Dust formation is surprisingly largely eliminated, as a result of the abundant fall of melt drops onto the bath surface, which drag down dust that would otherwise escape from the furnace with the reaction gases. Translation I. 30 tons of lumps of lead oxide-sulfate raw material derived from dust formed in a copper converter and having the following composition: 35% Pb, 3.5% As, 1.15% Cu, 6.0% S, 1.20% Bi, 0.5 mg/kg Au, and 3.38 mg/kg Ag, was melted with 9.6 tons of granulated fayalite slag (iron-silicate slag obtained from a furnace used to process copper slag) and 3.5 tons of fine limestone in a top-blown Kaldo converter with an internal diameter of 2.5 m using an oil-oxygen-gas burner to form a bath of raw lead and slag. After melting the raw lead, the slag and the bath of raw lead were chemically reduced. using 1.9 tons of coke until the lead content in the slag was about 1.5% at a temperature of 1100°C, and then the slag was tapped. While vigorously stirring the bath in the furnace, 2.25 tons of crushed iron-silicate slag were charged into it, after which, within 60 minutes, the temperature in the raw lead smelter decreased from 1100°C to about 850°C, and the phase containing copper separated from the bath. Then, the phase containing copper was removed from the raw lead bath, whereby the amount of copper decreased from 5% Cu to 1.5% Cu. Part of the charge thus obtained was cooled by vigorous stirring until a temperature of 400°C was reached, enabling segregation and removal of the further copper-containing phase. As a result, the copper content in the raw lead melt was 0.2%. Example II. 30 tons of oxide-sulfate raw lead pellets of the same composition as in Example 1 were melted together with 9.6 tons of granulated fayalite slag and 3.5 tons of very fine limestone in a Kaldo type rotary converter having an internal diameter of 2.5 m, using an oil-oxygen-gas burner to form a bath of raw lead and slag. Then, after melting the pellets, the raw slag and The lead was chemically reduced at 1100°C with 1.9 tons of coke until the lead content in the slag was about 1.5%, after which the slag was tapped. Water was then injected into the furnace directly onto the spun, stirred melt of raw lead, the temperature of which was reduced from 1100°C to about 650°C in 60 minutes, after which a copper-containing phase was separated. This phase was later removed from the raw lead melt, the copper content being reduced from 5% Cu to 1.5% Cu. (Example III. 30 tons of lumps of oxide-sulfate raw lead material of the same composition as In Example 1, 9.6 tons of granulated fayalite slag and 3.5 tons of fine limestone were melted together in a Kaldo type rotary converter with an internal diameter of 2.5 m using an oil-oxygen-gas burner to form a bath of raw lead and slag. After melting the pellets, the slag and raw lead were chemically reduced at 1100°C using 1.9 tons of coke to a lead content of about 1.5%, after which the slag was tapped. Then, 2.25 tons of crushed iron-silicate slag were added to the centrifuged, mixed charge of raw lead, and within 60 minutes the charge temperature dropped from 1100°C to about 850°C, and the copper-containing phase separated. The raw lead melt, in which the copper content had dropped from 5% Cu to 1.5%, was tapped, while the copper-containing phase, together with the iron-silicate slag, remained in the furnace. Another 30 tons of oxide-sulfate raw lead and 3.5 tons of very fine limestone were charged into the furnace and melted together with the copper-containing phase and the iron-silicate slag. The resulting slag and raw lead were chemically reduced at 1100°C with 1.9 tons of coke until the lead content in the slag was approximately 1.5%, after which the slag was tapped off. Then, with vigorous stirring, 2.25 tons of crushed iron-silicate slag were charged into the furnace with the resulting crude lead melt. Within 60 minutes, the temperature of the crude lead charge dropped from 1100°C to approximately 850°C, producing large quantities of a copper-containing phase. These large quantities of copper-containing phase could be separated from the crude lead slag with less lead loss than if only one freezing or segregation process were performed from the iron-silicate slag. Furthermore, significant time savings were achieved per ton of copper production, as only one segregation process was performed. This method, in which the copper-containing phase is left in the furnace, will naturally be continued until a copper-containing phase is obtained in an amount corresponding to the given production conditions. Example IV. 30 tons of lumps of oxide-sulphate raw lead material of the same composition as in Example 1 were melted together with 9.6 tons of granulated fayalite slag and 3.5 tons of very fine limestone in a Kaldo type rotary converter having an internal diameter of 2.5 m, using an oil-oxygen-gas burner to form a bath of raw lead and slag. After melting the lumps, the slag and raw lead were chemically reduced at a temperature of about 1100°C for 1.9 tons of coke was heated until the lead content was approximately 1.5%, after which the slag was tapped. The resulting raw lead contained 7% As and 3% Cu. Three tons of very fine metallic iron were then charged to the centrifugal melt of raw lead, whereupon arsenic matte was formed at a temperature of approximately 1000°C and tapped in liquid form. Crushed iron-silicon slag was then charged to the furnace. During the rapid stirring of the raw lead melt, as in Example 1, the temperature decreased and a copper-containing phase was separated, which was removed from the melt. Patent claims 1. A method for obtaining raw lead from lead raw materials containing copper and possibly arsenic impurities and having a metallic, oxide, sulphate or sulphide character, which comprises melting the lead raw material in a furnace in the presence of a slag-forming agent, wherein the type of furnace allows for causing turbulence in the contents, charging the melt with iron in metallic form to remove arsenic-type impurities, and then tapping the slag, characterized in that after removing any iron during strong turbulence in the melt and tapping the slag, the lead melt is cooled with strong stirring from the melting temperature to a temperature above the solidification temperature of the lead melt, but below 700°C, after which the copper-containing phase which separated from the raw lead melt during its cooling is removed from the melt. 2. A method according to claim 1, characterized in that the lead melt is cooled to a temperature below 500°C. 3. A method according to claim 1, characterized in that an oxidic or sulphate raw lead material or crushed iron-silicate slag is used as a coolant. 4. A method according to claim 1, characterized in that a slag-forming agent intended for the subsequent smelting of the raw lead material is used as a coolant. 5. A method according to claim 6. A method according to claim 1, characterized in that the bath is cooled by injecting water directly into the interior of the furnace in a finely atomized liquid form. 6. A method according to claim 1, characterized in that the copper-containing phase separated from the melt is left in the furnace during at least one further smelting cycle. 7. A method according to claim 1, characterized in that the smelting of the raw material and the removal of the copper are carried out in a rotary inclined furnace of the Kaldo type. 8. A method according to claim 1, characterized in that 9. A method according to claim 1, characterized in that any arsenic impurities in the lead raw materials are at least partially removed by introducing iron in fine metallic form into the charge during strong turbulence or by causing iron to be formed on site in the furnace, whereupon the insoluble iron matte produced in the lead smelting is separated from the smelt in direct connection with the gravitational separation of matte and raw lead, whereupon the copper is separated and removed. 9. A method according to claim 8, characterized in that the iron is charged to the smelting in the form of iron filings, iron powder or fine iron pieces. 10. A method according to claim 1, characterized in that the iron is charged to the smelting in the form of iron filings, iron powder or fine iron pieces. The method of claim 8, wherein iron is charged into the furnace in the form of an iron alloy containing more than 60% iron. 11. The method of claim 8, wherein iron is formed in situ in the melt by adding silicon, carbon silicides, or ferroalloys containing silicon or carbon in such quantities that the iron contained in the slag is reduced to metallic form before tapping the slag. 12. The method of claim 8, wherein the arsenic matte is tapped at a temperature of 850°—1200°C. PZGiratf. Koszalin AH466 100 A-4 Price PLN 100 PL PL PL PL PL PL PL

Claims (1)

1.1.
PL1979216722A 1978-06-29 1979-06-29 Method of manufacture of crude lead from coppercontaining lead raw materialsderzhahhego med' PL117460B1 (en)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SE7807358A SE413105B (en) 1978-06-29 1978-06-29 RABLY REFINING PROCEDURE

Publications (2)

Publication Number Publication Date
PL216722A1 PL216722A1 (en) 1980-03-24
PL117460B1 true PL117460B1 (en) 1981-08-31

Family

ID=20335339

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PL1979216722A PL117460B1 (en) 1978-06-29 1979-06-29 Method of manufacture of crude lead from coppercontaining lead raw materialsderzhahhego med'

Country Status (6)

Country Link
EP (1) EP0006832A1 (en)
DK (1) DK271579A (en)
FI (1) FI792061A7 (en)
NO (1) NO792175L (en)
PL (1) PL117460B1 (en)
SE (1) SE413105B (en)

Families Citing this family (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SE436045B (en) * 1983-05-02 1984-11-05 Boliden Ab PROCEDURE FOR MANUFACTURING RABLY FROM SULFUR CONTAINING OXIDIC LEADERS
CN106756090B (en) * 2016-12-21 2019-09-06 中国恩菲工程技术有限公司 The method of the continuous decopper(ing) of lead bullion
CN108461849A (en) * 2017-02-20 2018-08-28 中国瑞林工程技术有限公司 The processing system of lead-acid battery and its application
CN119800114B (en) * 2023-10-11 2025-09-23 中南大学 Arsenic removal method for arsenic-containing crude antimony

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE1189279B (en) * 1962-10-26 1965-03-18 Brevets Metallurgiques Method and device for removing copper from lead
DE1174511B (en) * 1962-12-19 1964-07-23 Broken Hill Ass Smelter Method and device for separating copper from molten lead
DE1199003B (en) * 1963-08-12 1965-08-19 Metallgesellschaft Ag Process for removing copper from lead
US3666441A (en) * 1968-11-08 1972-05-30 Power Gas Ltd Process for decopperizing lead
US4017308A (en) * 1973-12-20 1977-04-12 Boliden Aktiebolag Smelting and reduction of oxidic and sulphated lead material

Also Published As

Publication number Publication date
NO792175L (en) 1980-01-03
PL216722A1 (en) 1980-03-24
DK271579A (en) 1979-12-30
FI792061A7 (en) 1981-01-01
SE413105B (en) 1980-04-14
SE7807358L (en) 1979-12-30
EP0006832A1 (en) 1980-01-09

Similar Documents

Publication Publication Date Title
KR102774613B1 (en) Improved copper smelting process
JPS6056219B2 (en) Treatment of lead-copper-sulfur charges
US4033761A (en) Process for the separation of copper sulfide from metallic lead entrained in a dross
PL92543B1 (en)
CA2355443C (en) Method of smelting copper sulfide concentrate
US8500845B2 (en) Process for refining lead bullion
CA1244654A (en) Method for recovering precious metals
AU571127B2 (en) A method for working-up waste products containing valuable metals
PL117462B1 (en) Method of manufacture and refining of crude lead from arsenic-containing lead raw materialgo syr'ja,soderzhahhego mysh'jak
EP0038124B1 (en) Low temperature, non-so2 polluting, kettle process for separation of lead from lead sulfide-containing material
PL117460B1 (en) Method of manufacture of crude lead from coppercontaining lead raw materialsderzhahhego med'
CA1153561A (en) Separation of antimony
US3857699A (en) Process for recovering non-ferrous metal values from reverberatory furnace slags
US3052535A (en) Recovering lead from by-product lead materials
US4108638A (en) Process for separating nickel, cobalt and copper
US5100466A (en) Process for purifying lead using calcium/sodium filter cake
US4404026A (en) Process for separation of dross elements combining sodium addition to molten bullion followed by controlled solidification of casting
US4334925A (en) Combined carburization and sulfurization/desulfurization of molybdenum-rich matte
US2543041A (en) Process for refining lead and its alloys
US2364815A (en) Method of treating tin hardhead to recover tin
CA1060217A (en) Process for separating nickel, cobalt and copper
US4521247A (en) Low temperature, non-SO2 polluting, kettle process for separation of lead from lead sulfide-containing material
GB123272A (en) Process of Treating Lead Bullion.
US308031A (en) John j
US584783A (en) Christopher james